Несообразности металлургического цикла. Их устранение



страница12/12
Дата31.07.2016
Размер2.53 Mb.
ТипКнига
1   ...   4   5   6   7   8   9   10   11   12

Расчёт 9.

Рассчитаем расход углерода топлива на перегрев до 1400 ºС и плавление шлака в количествах 10 и 30 % по отношению к металлу, то есть 100 и 300 кг на тонну.

Если углерод горит до СО2 в дутье с температурой 1200 ºС, отходящие (колошниковые) газы имеют температуру 200 ºС, то тепло на моль углерода составит (см. расчёт 2) величину:
Q = 390000+2524,761200 – 25200(3+23,76) = 630000 Дж =630 кДж.
Для нагрева грамм-атома шлака до температуры 1400 ºС потребуется 3R·Т=25·1400=35000 Дж = 35 кДж. Теплоту плавления примем, по правилу Гильдебранда, равной RТПЛ= 8,31·(1400+273)=14000 Дж. Всего на грамм-атом шлака потребуется 35+14=49 кДж.

За счет моля (12 г) углерода можно довести до 1400 ºС и переплавить 630/49=13 г-ат шлака.

Средний атомный вес шлака можно принять таким, как у расплава CaO·SiО2, то есть (40+28+3·16)/5=23,2. На килограмм шлака потребуется 12/23,2·13 = 0,04 кг углерода, на 100 кг шлака – 4 кг топлива, на 300 кг шлака – 12 кг углерода.

Таким образом, при полном горении расчетный расход топлива получается небольшим, и увеличение количества шлака от 10 до 30 % приведет к увеличению расхода углерода на 12-4=8 кг на тонну металла.



Расчёт 10.

Рассчитаем расход топлива (углерода) для нагрева жидкого металла в горне-отстойнике на 200 ºС при обдуве ванны доменным дутьем (1200 ºС) с угольной пылью.

Если газы из отстойника переходят в основной корпус агрегата, где дожигаются до СО2 и охлаждаются до температуры 200 ºС на колошнике, то общее тепло реакции горения на моль углерода составит (см. расчёты 2 и 7) величину:
Q = 390000+2524,761200 – 25200(3+23,76) = 630000 Дж =630 кДж.
Для нагрева грамм-атома железа на 200 ºС потребуется
Q=25·200=5000 Дж = 5 кДж.
За счет горения грамм-атома углерода (12 г) можно нагреть на 200 ºС 630/5 = 126 г-ат железа. Расчетный расход углерода на нагрев металла составит

12/(126·56) = 0,002

или всего лишь 2 кг на тонну металла.

Если горн-отстойник выполнен как отдельный агрегат, газы из отстойника с температурой 1500 ºС идут не в основной корпус, а в атмосферу, горение идет лишь до СО. Общая теплота реакции горения


2С+О2+3,76N2=2СО+3,76N2
составит, как и в расчёте 3,
Q =218000 – 252·2·1500 = 218000 – 150000 = 68000 Дж.
Этого достаточно для нагрева на 200 ºС 68/5=13,6 моля железа. Расход топлива составит 12/56·13,6 = 0,016 или 16 кг на тонну.

Если горн-отстойник выполнен вместе с основным корпусом агрегата, то в самом отстойнике потребуется сжечь 16 кг углерода на тонну, но на 14 кг/т сократится расход топлива в основном корпусе, где догорают и охлаждаются газы из отстойника. Дополнительный расход топлива в агрегате в целом составит 16-14=2 кг/т.



Расчёт 11.

Оценим увеличение расхода топлива вследствие того, что углерод вдувается в горн с угольной пылью холодным, тогда как топливо, поступающее в горн из шахты, имеет температуру 1200 ºС. Теплота нагрева углерода на 1200 ºС составит


Q =25·1200=30000 Дж/г-ат.
Как показано в расчётах 1 и 2, при неполном горении моль углерода дает 450/2=225 кДж общего тепла Q, при полном – 630 кДж. Потери тепла от поступления углерода холодным составят (30/225)100 % = 13 % и (30/630)100 % = 5 %.

В агрегате «Мидрекс» при полном горении из-за данного фактора расчетный расход топлива возрастет на 5 %.

Если в домне доля полного горения составляет 25 %, то замена кокса угольной пылью приведет к увеличению расхода топлива на (13·0,75+5·0,25)=11 %.

Часто считается, что пыль в домне замещает равное количество кокса.


Расчёт 12.

Рассмотрим процесс, в котором концентрат восстанавливается и прогревается до 1100 ºС в рекуператоре в виде пылегазовой взвеси, затем полученный порошок железа прогревается от 1100 до 1500 ºС за счет горения избыточной угольной пыли в кислороде.

Как показано в расчёте 3, полная теплота восстановления и нагревания продуктов реакции до 1500 ºС равна 1150 кДж:
3О4 + 4С = 3Fе + 4СО, Н298 = 685000 Дж/моль;
Q = Н298 + QИQП = Н298 + 3RСNИТИ  3RСNПТП;
Q = - 685000 – 3(251500 + 15 000) – 25421500 = - 1150000 Дж.
Теплота плавления железа (15000 Дж/моль), плюс теплота нагревания на 400 ºС, от 1100 до 1500 ºС железа и газов СО составит 143 кДж:
Q = - 3(25·400 + 15000) – 25·4·2·400 = - 143000 Дж = 143 кДж.
Для нагрева пылегазовой взвеси за счет горения потребуется 143/1150=0,125 или 12 % общего тепла процесса, 88 % тепла будет получено из рекуператора.

Расчёт 13.

Рассчитаем количество тепла, которое получит агрегат типа конвертера, который отходящие газы покидают с температурой расплавов, 1400 ºС, если идет неполное горение углерода до СО в кислороде и в доменном дутье с температурой 1200 ºС.

Для горения в кислороде (2С+О2=2СО) получаем, как и выше,
Q =218000 – 25·2·2·1500 = 218000 – 140000 = 78000 Дж.
Для горения в доменном дутье
2С + О2 + 3,76N2 = 2CО + 3,76N2
получим

Q =218000+ 25·2(1+3,76)1200 – 252(2+3,76)1400=100000 Дж.
Таким образом, неполное горение углерода в доменном дутье дает больше тепла (100 кДж), тогда как горение в кислороде – лишь 78 кДж. Приход тепла с горячим доменным дутьем оказывается более важным фактором, чем возрастание потерь тепла с увеличенным объемом отходящих газов при горении в воздухе.

Расчёт 14.

Выполним расчеты расхода топлива на выплавку некоторых металлов в «конвертере» (см. рис. 6.1), то есть при полном сжигании углерода, без утилизации тепла отходящих газов и без подогрева дутья.

Расчет для выплавки сплава железа при 1500 ºС окажется повторением расчета 13 и даст расход углерода 330 кг/т.

Рассчитаем расход углерода на восстановление алюминия. Схема расчета та же, как и выше, для процессов черной металлургии. Температура получаемого металла и отходящих газов 2300 ºС, реализуется полное горение в кислороде.

Реакция горения
С+О2=СО2, ΔН298 = 390000 Дж.
Полная теплота реакции за вычетом тепла уходящих газов составит
Q =390000 – 253·2300 = 390000 – 172000 = 218000 Дж.
Для реакции восстановления алюминия
2Al2О3+3С=4Al+3СО2 ΔН298 = 2160000 Дж,

полная теплота составит


Q =-2160000–25[(3·3) + 4]2300 = 2160 000 – 750000 = 2910000 Дж.
Для обеспечения теплом реакции восстановления потребуется провести реакцию горения с коэффициентом 2910/218 = 13,4. Для получения 4г-ат алюминия потребуется 13,4 г-ат углерода на горение, и 3 г-ат углерода на восстановление, всего 13,4+3=16,4 г-ат. Расход углерода на выплавку алюминия составит

16,4·12/4·27=1,84 или 1840 кг/т.


Для выплавки титана при 2000 ºС полная теплота реакции восстановления
TiО2+С= Ti+СО2, ΔН298 = 550000 Дж,
cоставит 650000 Дж, а реакции горения – 240000 Дж.
Для обеспечения теплом реакции восстановления потребуется провести реакцию горения с коэффициентом 650/240 = 2,7. Для получения грамм-атома титана потребуется 2,7 г-ат углерода на горение, и 1 г-ат углерода на восстановление, всего 2,7+1=3,7 г-ат. Расход углерода на выплавку титана составит
3,7·12/48=0,93 или 930 кг/т.


Библиографический список
1. История металлургии / Труды института истории естествознания и техники. Т. 20. М.: Изд-во АН СССР, 1959. 402 с.

2. Венецкий С. От костра до плазмы. М.: Знание, 1986. 208 с.

3. Всемирная история: в 24 т. Минск: Литература, 1997 / т. 1: Каменный век. 512 с.

4. Всемирная история: в 24 т. Минск: Литература, 1997 / т. 2: Бронзовый век. 528 с.

5. Всемирная история: в 24 т. Минск: Литература, 1997 / т. 3: Век железа. 512 с.

6. Андронов В. Н. Минимально возможный расход кокса и влияние на него различных факторов доменной плавки. СПб: Из-во СПбГТУ, 2001. 142 с.

7. Доменный процесс / Издание американского общества металлургов. М.: Металлургиздат, 1967. 719 с.

8. Основы теории и технологии доменной плавки / А. Н. Дмитриев [и др.]. Екатеринбург: Изд-во УрО РАН, 2005. 545 с.

9. Ростовцев С. Т. Теория металлургических процессов. М.: Металлургия, 1962. 411 с.

10. Washburn T. S., Larsen В. М., March J. S. Basic open Heart Steelmarking / New York: The American Institute of Mining and Metallurgical Enginiring, 1944. 718 p.

11. Пат. 2006114771 Российская Федерация, МПК С21В13/14. Способ и устройство для получения расплавленного железа / Вирамонтес-Браун Риккардо, Вильяреаль Тревильо Хуан-Антонио, заявл. 10.11.07.

12. Анатомия кризисов / под ред. акад. В. Н. Котлякова. М.: Наука, 1999. 238 с.

13. Tamman G. Kristallisiren und Schmelzen. Leipzig, 1903.

14. Гаврилин И. В. Плавление и кристаллизация металлов и сплавов. Владимир: Изд-во ВГУ, 2000. 258 с.

15. Алесковский В. Б. Химия надмолекулярных соединений. СПб: Изд-во СПбГУ, 2000. 254 с.

16Жидкая сталь / Б. А. Баум [и др.]. М.: Металлургия, 1984. 208 с.

17Есин О. А., Гельд П. В. Физическая химия пирометаллургических процессов. Ч. 2. М.: Металлургия, 1966. 702 с.

18. Тalmage C. R. The Future of Solid State Metallurgy // Applied Powder metallurgy International, 1983. Vol. 15. № 2.

19. Павлов В. В. О «кризисе» кинетической теории жидкости и затвердевания. Екатеринбург: Издание УГГГА. 392 с. Электронный вариант книги // Материалы сайта: Pavlovvalery.ru

20. Гегузин Я. Е. Физика спекания. М.: Наука, 1967. 360 с.

21. Гуденау Г. Последние достижения в области применения пылеугольного топлива для доменной плавки // Сталь, 1996. № 2. С. 9-11.

22. Штумпф Г. Г., Рыжков Ю. А., Шаламов В. А. Физико-технические свойства горных пород и углей Донецкого бассейна: справочник. М.: Недра, 1994. 449 с.

23. Липович В. Г. Химия и переработка угля. М.: Химия, 1988. 336 с.

24. Русачев Д. Д. Химия твердого топлива. М.: Химия, 1976. 255 с.

25. Использование тощих сортовых углей в металлургии / А. М. Амдур, С. А. Загайнов, Л. Ю. Гилева, В. П. Соколов // Известия высш. учеб. завед., Горный журнал. № 4. 2003. С. 98-103.

26. Амдур А. М., Брук Л. Б. Использование каменных углей в металлургических процессах // Материалы V международной научно-практической конференции «Энергетическая безопасность России. Новые подходы к развитию угольной промышленности». Кемерово, 2003. С. 45-48.

27. Павлов В. В., Ватолин Н. А. Металлизация и спекание рядовых железорудных концентратов // Фундаментальные проблемы металлургии: вестник УГТУ-УПИ, № 5 (20). Екатеринбург, 2003. С. 58-60.

28. Островский О. И., Григорян В. А., Вишкарев А. Ф. Свойства металлических расплавов. М.: Металлургия, 1988. 304 с.

29. Баум Б. А. Металлические жидкости. М.: Наука, 1979. 116 с.

30. Вертман А. А., Самарин А. М. Свойства расплавов железа. М.: Наука, 1969. 280 с.

31. Бескоксовая переработка титаномагнетитовых руд / В. А. Ровнушкин [и др.]. М.: Металлургия, 1988. 247 с.

32. Пат. 2186042 Российская Федерация. Способ получения извести / Амдур А. М., заявл. 27.07.02.

33. Теория металлизации железорудного сырья / Ю. С. Юсфин, В. В. Даньшин, Н. Ф. Пашков, В. А. Питателев. М.: Металлургия, 1982. 256 с.

34. Кудрявцев В. С., Пчелкин С. А. Использование некоксующихся углей в черной металлургии. М.: Металлургия, 1981. 168 с.

36. Современные процессы бескоксового производства чугуна / А. Б.Усачев, В. А. Роменец, В. Е. Лехерзак, А. В. Баласанов. // Металлург, 5, 2002, с. 37-40.

38. Делонский С. В. Теоретические основы и технология плавки металлов из неокускованного сырья. С.Пб.: Наука, 2007. 322 с.

39. Справочник химика, т. 1. Л.: Изд-во «Химия», 1971 1072 с.

40. Лейтес И. С. Второй закон и его 12 заповедей. М.: Изд-во МГУ, 2002. 174 с.

41. Льоци М. История физики. М.: Мир, 1970. 465 с.

42. Фейнман Р., Лейтон Р., Сэндс М. Фейнмановские лекции по физике, т.1-2. М.: Мир, 1977. 440 с.

43. Уббелоде А. Р. Плавление и кристаллическая структура. М.: ИЛ, 1969. 296 с.

44. Всемирная история, в 24 т. Минск: Литература, 1997 / т. 12: 612 с.

45. Павлов В. В. Несообразности металлургического цикла, их устранение. Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2008. 128 с. Электронный вариант книги // Материалы сайта: Pavlovvalery.ru

Научное издание

Валерий Васильевич Павлов

Несообразности металлургического цикла.

Их устранение

Второе издание, исправленное и дополненное


Редактор изд-ва Л. Н. Авдеева

Компьютерная верстка Д. В. Благин

Подписано в печать 28.03.2011 г. Бумага писчая. Формат 60  84 1/16.

Гарнитура Times New Roman. Печать на ризографе.

Печ. л. 11,5. Уч.-изд. л. 14,4. Тираж 150 экз. Заказ №


Издательство УГГУ

620144, Екатеринбург, ул. Куйбышева, 30

Уральский государственный горный университет

Отпечатано с оригинал-макета

в лаборатории множительной техники УГГУ


1 Здесь и далее выделены характерные обороты дискуссий и публикаций. Эти обороты можно считать ключевыми словами обсуждаемых вопросов.


1 Мировая выплавка стали в 2010 г ожидается на уровне 1 300 млн тонн, а ее стоимость приближается к величине порядка 1 000 млрд долларов. Еще больше общая стоимость подобных процессов в цветной металлургии.


1 Для потоков доменного дутья в горне печи, которые исходят от фурм, и в которых горит кокс, мы применяем удобный краткий термин «факелы дутья». Многие исследователи применяют термин «факелы» лишь к таким устройствам, как топливные горелки, устройства дожигания лишних газов и др.

Отметим также, что в наших вопросах термины «окатыши» и «агломерат» употребляются практически как синонимы. Мы здесь не касаемся относительных преимуществ агломерата и окатышей.




1 Для обычных домашних и бытовых печей характерен сравнительно большой поток воздуха при ограниченном количестве топлива. Получается полное горение со значительным избытком воздуха. Но если «скрыть» бытовую печь с недогоревшим топливом, резко ограничить приток воздуха, то и в ней пойдет газогенераторный процесс с выделением угарного газа СО, и около такой печи можно «угореть».


1 Пока внутри России природный газ сравнительно дешев, целесообразным оказывается и переход на отопление обсуждаемых печей обжига газом, так как газ можно сжигать полностью до СО2 и Н2О. Но в перспективе и в печах обжига отопление газом должно уступать место отоплению углем, подобно тому, как это происходит в теплоэнергетике. Как известно, принята широкая программа Правительства РФ по замене газа углем на теплоэлектростанциях, предусмотрены крупные капиталовложения  десятки миллиардов долларов.

2 Если вместо кокса использовать уголь и полученные в печи газы, содержащие СО, дожигать в каком-то другом агрегате, то как будто бы устраняются все потери. Но практически такой газ, подобный доменному, является неудобным низкокалорийным топливом, и в холодном состоянии он пригоден лишь для получения малоценного низкотемпературного «ординарного» тепла.

В обжиговых печах последних конструкций часто предусматривается уже использование отходящих газов в каких-то других агрегатах. Раньше эти газы обычно просто дожигали в факелах.

Были случаи, когда дефицит кокса или коксующегося угля на Урале приходилось покрывать поставками …из Австралии! Когда такой кокс, привезенный через два океана и два континента, сжигается в печи лишь на треть, а две трети его энергии «улетают в трубу» (в колошник), это выглядит особенно несообразно.


1 Так эффективность ракетных двигателей сильно зависит от того, насколько жаростойкие сплавы разработаны для них. Максимальная скорость военного самолета-истребителя резко увеличивается, если удается повысить жаропрочность и жаростойкость сплавов для лопаток авиационных турбин.

Производство подобных сплавов нередко измеряется не миллионами тонн, а килограммами. Здесь совсем другая экономика, установки небольшие, недорогие и широкие возможности экспериментирования. Для исследователей разработка уникальных сталей часто представляется также значительно престижнее, чем анализ старых методов выплавки рядовой стали или ширпотреба.




1 Скорость падения частиц концентрата в воздухе можно сопоставлять с общеизвестным падением снежинок. Скорость снежинок обычно больше, например 1-2 м/с, так как снежинки крупнее. И частицы концентрата, и снежинки легко уносятся уже «умеренным» ветром, скорость которого составляет около 3-5 м/с. Потоки газа в рекуператоре, а также в домне, в агрегате «Мидрекс» обычно турбулентные и значительно более интенсивные. Они тем более способны переносить частицы концентрата и аналогичные частицы угольной пыли во взвешенном состоянии. Примерно так же мелкая снежная пыль уносится сильным порывистым ветром в метель.

Газовые потоки фурм и факелов, имеющие скорость порядка 100 м/с, способны переносить куски руды, кокса, окатыши, любые куски шихты. Отметим для сравнения, что парашютисты с нераскрытым парашютом падают со скоростью порядка 50 м/с, и большой вертикальный поток воздуха при такой скорости способен поднять даже такую «частицу», как парашютист. Видимо, окатыши падают в воздухе со скоростью порядка V0=20 м/с, и поток газа со скоростью больше V0 способен переносить «взвесь окатышей в газе».



Если скорость потока газа в целом немного меньше V0, то окатыши будут концентрироваться внизу, но не смогут образовать плотную засыпку, так как в промежутках между частицами скорость газа будет больше V0. Получится так называемый кипящий слой с интенсивным движением и перемешиванием окатышей внутри слоя.

1 В Японии в 2003 г. на эти цели израсходовано 7,68 млн  т пылеугольного топлива [8, с. 168], в мире – около 40 млн т. Примерно 10-15 % всего расхода кокса в домнах заменяется угольной пылью.

1 После Планка и Эйнштейна уже целое столетие почему-то нет уравнений и теорий такого масштаба, хотя число исследований и исследователей растет в геометрической прогрессии. Может быть, такие фундаментальные закономерности вообще закончились? Может быть, к 10 упомянутым фундаментальным уравнениям вообще больше не удастся добавить ничего существенного, и нам останется лишь разрабатывать приложения этих законов, открытых в 18-19-х веках?



Поделитесь с Вашими друзьями:
1   ...   4   5   6   7   8   9   10   11   12


База данных защищена авторским правом ©uverenniy.ru 2019
обратиться к администрации

    Главная страница